强磁—浮选从金尾矿中提取SiO2试验研究

苗 星 李素芹 孔加维 杨昌桥 鲍善词

（北京科技大学冶金与生态工程学院，北京100083）

我国经济发展迅速，黄金的生产量日益增加，导致了尾矿量的猛增，而我国对尾矿的处理大多是建立尾矿库堆存，尾矿堆存会产生大量问题，如占用大量土地，浪费资源，而且还严重威胁生态环境［1-4］。金尾矿中含有大量有价元素，并且尾矿量巨大、价格便宜、可利用性高，是宝贵的二次资源［5-6］；在矿产资源日益紧张的今天，对尾矿进行综合利用不仅可以实现矿山的无尾化、尾矿的资源化和无害化，还可以为解决矿产资源匮乏问题提供新的途径，产生可观的经济效益［7-8］。

目前我国常见的金尾矿利用方法有：①从金尾矿中回收有价组分，主要是稀贵金属的回收，尽管可以产生较好的经济效益，但不能从根本上解决金尾矿排放量大而产生的一系列问题；②金尾矿整体用做建筑材料或用于充填、复垦，虽然能大幅度减少金尾矿排放量，但不能充分利用尾矿资源［9-10］。

为了既充分利用尾矿资源，又减少尾矿排放。本试验针对河北宽城某金尾矿具有SiO2含量较高的特点，采用脱泥—强磁—浮选工艺进行了SiO2提取工艺试验。

1 试验原料与方法

1.1 试验原料

试验原料采自河北宽城某金矿厂，其化学组成分析结果如表1所示。可以看出，尾矿中Si、Al、Fe、K元素含量高。对试样进行XRD分析（图1）表明，试样主要矿物为石英、钾长石、钙长石，并有少量云母类矿物、辉石等矿物。

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图2为试样粒度分析结果，从图中可以看出，试样-74 μm粒级含量为61.17%，+74 μm粒级含量为38.83%，-38 μm粒级含量为32.59%，细粒级含量较高，需要考虑试样中细泥对磁选和浮选的影响，尾矿粒度较细，综合考虑成本，实验室试验可以先不进行磨矿处理。

1.2 试验设备及方法

强磁选采用SQC-6-2770型平环湿式强磁选机。浮选设备采用1.5 L的XFD型单槽浮选机。矿浆温度为室温（25℃），试验完成后将试验产物烘干、称重、化验，计算产率和回收率。

2 试验结果及讨论

针对试样石英含量较低、杂质矿物长石和含铁矿物含量较高的特点，采用脱泥预处理、强磁选和浮选联合工艺除铁、无氟有酸法反浮选分离长石和石英的工艺，制取高纯石英砂，试验原则流程如图3所示。

2.1 脱泥试验

试样粒度微细，-38 μm粒级占32.59%，预先脱泥不仅可以将微细粒杂质去除，提高SiO2品位，而且可以减少矿泥对强磁选和浮选的影响［11］，因此首先进行了沉降脱泥试验，在矿浆浓度为25%的条件下，考察沉降时间对脱泥效果的影响，结果如图4所示。

由图4可知，随着沉降时间的延长，沉砂SiO2含量先升高后降低，在沉降时间为2.5 min时，达到最高值，而矿泥产率逐渐降低，这说明沉降时间过长时会恶化脱泥效果。因此，选择沉降时间为2.5 min。

2.2 强磁选除铁试验

脱泥后的产品在矿浆浓度为30%条件下，考察磁场强度对强磁选除铁的影响，试验结果如图5所示。

由图5可知，非磁性产品Fe2O3含量随着磁场强度的增加而降低，在磁场强度大于1.2 T后，再增加磁场强度，非磁性产品Fe2O3含量不再降低反而略微提高，而非磁性产品的产率随着磁场强度的增加一直降低。综合考虑，选择磁场强度为1.2 T。

选择磁场强度为1.2 T进行强磁选试验，结果见表2。

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由表2可知：非磁性产品中Fe2O3得到较大程度的脱除，含量由5.24%降低到1.75%；SiO2有了较明显的富集，含量由73.38%提高到79.55%。

2.3 反浮选除铁

强磁选除铁后，非磁性产品Fe2O3含量为1.75%，为进一步降低Fe2O3含量，对非磁性产品进行反浮选除铁试验。捕收剂为山东某厂家提供的YS型捕收剂，在矿浆浓度为166 g/L、矿浆pH=7时，进行YS用量试验，结果如图6所示。

图6表明：随着YS用量的增加，精矿产率逐渐降低，SiO2含量先升高后降低，Fe2O3含量先降低后升高，在YS用量为0.8 kg/t时，选别指标较优。综合考虑，选择YS用量为0.8 kg/t，此时精矿Fe2O3含量为0.51%。

2.4 浮选提纯

2.4.1 捕收剂药剂配比对浮选效果的影响

对反浮选除铁产品采用阴离子捕收剂YG-01与阳离子捕收剂YG-02为组合捕收剂，在硫酸调矿浆pH=2.5、矿浆浓度为166 g/L、捕收剂总用量为2.0 kg/t条件下，考察n（YG-01）∶n（YG-02）对石英粗精矿指标的影响。试验结果如图7所示。

由图7可知，石英粗精矿SiO2含量随着n（YG-01）∶n（YG-02）的增大先提高后降低，产率也呈相同的变化趋势，产率和SiO2含量均在n（YG-01）∶n（YG-02）=2时达到最大值，分别为50.12%和94.86%；而Al2O3和Fe2O3含量呈相反的规律变化，随着n（YG-01）∶n（YG-02）的增大，均先降低后提高，最低值分别为2.45%和0.19%。综合考虑，选择n（YG-01）∶n（YG-02）=2。

2.4.2 捕收剂总用量对浮选效果的影响

在硫酸调矿浆pH=2.5、矿浆浓度为166 g/L、n（YG-01）：n（YG-02）=2时，考察捕收剂总用量对石英粗精矿指标的影响。试验结果如图8所示。

从图8可以看出：石英粗精矿SiO2含量和产率均随着捕收剂总用量的增加先升高后降低，石英粗精矿中Al2O3和Fe2O3含量均先降低后升高，但都在捕收剂总用量为1.8 kg/t时达到极值，此时，石英粗精矿SiO2品位为95.85%、Al2O3含量为1.97%、Fe2O3含量为0.15%。综合考虑，选择捕收剂总用量为1.8 kg/t。

2.4.3 矿浆浓度对浮选效果的影响

在硫酸调矿浆pH=2.5、n（YG-01）∶n（YG-02）=2、YG-01和YG-02总用量为1.8 kg/t时，考察矿浆浓度对石英粗精矿指标的影响。试验结果如图9所示。

从图9可以看出：石英粗精矿SiO2含量随着矿浆浓度的增大，先提高后降低，对应的Al2O3和Fe2O3含量呈相反的规律变化，随着矿浆浓度的增大，先降低后提高，但都在矿浆浓度为166 g/L时达到极值，产率随着矿浆浓度的增大不断降低。因此，选择矿浆浓度为166 g/L，此时石英粗精矿SiO2品位为95.85%、Al2O3含量为1.97%、Fe2O3含量为0.15%。综合考虑，选择矿浆浓度为166 g/L。

2.4.4 矿浆pH值对浮选效果的影响

在矿浆浓度为166 g/L、n（YG-01）∶n（YG-02）=2、YG-01和YG-02总用量为1.8 kg/t时，考察矿浆pH对石英粗精矿指标的影响。试验结果如图10所示。

从图10可知，随着矿浆pH的升高，石英粗精矿SiO2含量先提高后降低，相对应的Al2O3和Fe2O3含量呈相反的规律变化，随着矿浆pH的增大，先降低后提高；在矿浆pH=2.0～2.5时，石英粗精矿SiO2、Al2O3和Fe2O3指标相差不多，这与长石和石英的零电点分别在1.5～1.9和2～3相吻合［12］；但石英粗精矿产率随着矿浆pH的提高而不断降低。因此，选择矿浆pH为2.0。此时，石英粗精矿SiO2品位为95.78%、Al2O3含量为2.01%、Fe2O3含量为0.16%、产率为58.25%。

2.4.5 精选试验

为进一步提高石英粗精矿SiO2含量，对石英一段提纯粗选获得的石英粗精矿进行空白精选次数试验，试验结果如表3所示。

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从表3可以得出：精选可以显著提高石英精矿SiO2品位，经过2次精选后，再增加精选次数，石英精矿SiO2品位变化不大，但产率随精选次数的增加而不断降低，综合考虑石英精矿SiO2品位和产率，选择精选次数为2次，此时石英精矿SiO2品位为98.46%、Al2O3含量为0.65%、Fe2O3含量为0.09%，满足国家玻璃质原料二级品标准（SiO2含量大于98%、Al2O3含量小于1.0%、Fe2O3含量小于0.1%）的要求。为了分析石英精矿中杂质情况，对其进行了X射线衍射检测，分析结果见图11。

从图11中已经看不到长石、云母这些矿物的衍射峰了，这说明试验得到的石英精矿中长石、云母类矿物都得到了较为彻底的脱除，精矿SiO2纯度较高。

3 结论

（1）河北宽城金尾矿主要矿物为石英、长石，脉石主要为云母、辉石，试样粒度较细。试样SiO2含量为68.64%。

（2）试样在沉降时间为2.5 min条件下沉降脱泥，脱泥后沉砂在磁场强度为1.2 T条件下采用强磁选除铁，SiO2含量由73.38%提高到79.55%，Fe2O3含量由5.24%降低到1.75%，非磁性产品以YS为捕收剂反浮选除铁，Fe2O3含量降低至0.51%，然后以YG-01和YG-02为组合捕收剂进行1粗2精石英提纯浮选，可以得到SiO2含量为98.46%、Al2O3含量为0.65%、Fe2O3含量为0.09%的石英精矿，对其进行的XRD分析结果中未检出杂质产品，达到了国家级玻璃原料二级质量标准，可以作为生产高纯度二氧化硅产品的原料。对金尾矿进行SiO2提取不仅充分利用了尾矿资源，而且可以取得一定的经济效益。